回采煤柱（共7篇）
回采煤柱 篇1
1 背景情况
龙东煤矿自1987年投产以来, 一直采用走向长壁综放工作面开采, 随着开采年限的增加, 并受地质条件、开采技术及村庄压煤等影响, 中央采区、北辅采区等附近区域形成了大量不规则的边角煤与块段护巷煤柱, 若不及时解决, 则老空区不能封闭, 必将增加人员、设备、维修、通风等各种费用, 开采的条件更加复杂, 并会丢失煤炭资源, 减少矿井煤炭储量。
龙东煤矿7120轻放工作面为北辅边角小块段, 工作面围岩压力大、四周被采空区环绕, 面长短, 机巷压力大, 巷帮变形严重。同时, 老巷与工作面层位关系各不相同, 其中有的在工作面上部、有的在下部、有的与工作面平透、有的与工作面斜交, 工作面布置不标准, 开采条件极为复杂, 如果需要对该工作面开采, 必须进行一次大小面对接、一次跳采、一次缩面、过2条断层、过7条老巷等诸多困难。
2 工作面概况
7120护巷煤柱工作面, 位于龙东矿北段采区, 为7124工作面采空区与7111-7115五个工作面采空区之间。机巷沿7124采空区预留5m煤柱掘进, 材料道沿711-7115采空区预留14m煤柱掘进, 受到地质条件的限制, 工作面初采时的切眼长为29m, 共25台3200支架 (工作面布置图具体见下图) 。
由于是各采空区之间的护巷煤柱, 围岩压力很大, 面内老巷较多, 同时工作面回采中期存在一落差为4m的大断层, 形成工作面为全岩, 给回采带来较大的难度。由示意图可知7120工作面材料道侧临7111-7115五个工作面的采空区, 机巷临7124工作面采空区, 工作面中部有北段回风石门、北段进风上山、北段运输石门、7113上、下材料道、7113上溜子道等老巷, 其位置有位于工作面上部的, 有斜穿工作面的、有与工作面平透的, 尤其以斜穿工作面的层位比较复杂。北段回风石门、北段进风上山是与工作面平行, 其中北段回风石门是从工作面第一次大小面对接后直至回采结束, 工作面回采时, 需进行两次大小面对接、两次缩面、一次安装, 回采的难度增加。
3 综合开采技术
3.1 大小面对接
7120工作面自切眼1回采70m后将进行大小面对接, 工作面对接前为25台支架, 对接后共有67台支架。由于切眼2已经安装好了支架, 大小面对接的关键是两面之间的端头支架的定位, 根据以往的经验, 一般都是等工作面推进至对接位置后, 看机头与机尾端头支架的空隙, 较易出现间隙过大过小的情况, 这些都需要整个工作面用单体调架, 影响对接工作面的工程进度, 且由于使用单体调架, 也增加了安全风险。
为了克服这一困难, 结合现场的实际, 利用巷道的中线定位, 提前开始对小面调面, 保证了对接后的实际空隙, 在靠近巷道的大面一侧扩帮, 把需对接的一台支架推进至煤帮, 留有足够的空隙回出后溜简易机尾及调节溜槽。经过现场的精细操作, 两面对接后间隙只有100mm, 没有调一台支架, 仅利用了4个小班完成本工作面大小面对接, 一次试运转成功, 也为以后大小面对接准确定位提供了依据。
3.2 工作面跳采
根据工作面的布置特点, 等大小面对接后回采90m后, 有北段6#煤仓, 需进行跳采, 21台支架需在设计停采线拆除后转运至切眼3安装, 形成系统后正常回采, 即工作面小段进行跳采。
此区域老巷多, 且离老巷位置过近, 当推进至离停采线10m时, 回采期间7120材料道、中间巷顶底板下沉量大, 底鼓相当明显, 且经常响鸣炮声。在停采线区域材料道侧由于巷道掘进的影响, 材料道侧整面为全岩, 为工作面小面收面、做绞车窝带来较大影响;
由于压力明显, 巷道变形严重, 为了保证支架拆除时的安全, 收面时上6道钢丝绳, 挑顶, 两端利用4m长的钢梁结合半圆木对顶板进行支护, 最后使用铁锚杆对整个工作面进行锚帮, 小面打贴帮柱;为了保证支架拆除时的巷道高度能满足要求, 对巷道采用一梁两柱的方式加强支护, 提前在停采线向外20m范围内的压力集中区, 采用钢带梁和锚索对两道进行加固, 有效控制了顶板下沉, 确保了支架回撤时巷道的高度, 特别是回撤最后一台支架时, 顶板下沉量小, 回撤安全、快速, 为拆除工作面两道的支护提供了依据。
对于小面的支架安装, 主要是第一台支架的定位, 为了便于井下作业人员的操作, 在根据中间巷道中心线定位后以及缩面后小面端头支架距中心线的位置, 提前在切眼3标好位置, 这样安装好后, 为工作面的第二次大小面对接打好了坚实的基础。
在工作面整体压力大, 材料道侧压力明显, 巷道变形严重的情况下, 矿原定采用21个小班完成工作面的跳采, 但通过精心组织, 仅用14个小班完成了任务。
3.3 缩面
7120工作面在切眼3大小面对接后回采105m需进行第二次缩面, 由于缩面位置附近即有两个断层, 最大落差分别为2.2m、4m, 这样较大程度影响了整个区域的顶板稳定性。如果工作面正常推进至缩面位置, 到距离缩面位置仅有2m左右时, 则将形成一孤岛煤柱, 成为应力集中区, 巷道维护困难。
基于原有回采经验, 决定在缩面后材料道再打20m延长巷, 这样根据回采时压力显现, 确定停采位置。实际回采时, 推进至距缩面10m位置, 整个材料道压力即显现较大, 原巷道净高2.4m变为现在的净高1.7m, 正是在打了一道延长巷后才保证了缩面后设备的正常回出, 同时, 也为以后煤柱的留设提供了依据。
3.4 工作面过老巷
由于工作面所过老巷层位复杂, 为保证回采时的安全, 对于斜穿工作面的巷道, 提前在老巷打好木垛, 保证支架不下沉。回采时, 提前在老巷往工作面切眼打2m长的木锚杆, 这样便于提前控制工作面的层位, 保证过老巷区间工作面支架、溜子的位置与木垛位置处于一个合适位置。对于平透的老巷, 则采取及时监测老巷气体成分, 以保证作业安全。对位于工作面上部的巷道, 坚持每班探顶煤厚, 若顶煤厚度大于0.5m, 则工作面正常推进, 若顶煤厚度小于0.5m, 则在工作面支架上方上铺金属网来控制顶板的完整性, 既提高了煤炭回收率又保证了顶板的完整, 为以后过老硐顶煤的留设厚度提供了依据。
3.5 过断层
7120工作面在缩面后通过正断层f108断层及f108支断层, 两个断层的产状分别为126°∠50°~∠66°, 落差h为2.20m~1.0m;126°∠70°~∠60°, 落差h为4.0m~0.60m。断层贯穿整个工作面, 走向方向影响范围为揭露后的20m, 倾斜方向影响整个工作面。
由于断层落差比较大, 导致工作面全面破矸, 对煤机等设备影响很大, 且断层区域顶板破碎, 对工作面回采期间的顶板管理造成困难, 由于全面破矸, 且煤机难以切割。为保证工作面的正常推进, 采用了在工作面放震动炮的方式震动矸石, 保证了煤机设备的完好;震动炮炮眼采用三花眼布置, 炮眼上下排排距0.7m, 眼距不超过0.5m, 保证了对矸石的有效松动。同时, 通过及时调整了循环进度和工序, 即早班上半班检修改为利用工作面打眼的时间进行检修, 保证放炮后能及时开溜子, 既保证了检修质量又不影响工作面打眼放爆, 又为以后过断层时的劳动组织提供了经验。
4 提高工作面回采率的措施
综放工作面最难以提高的就是回采率, 一般的综放工作面其回采率都在85%徘徊, 很少有超过90%的。为了进一步提高7120工作面的回采率, 我们及时召开生产组织会, 积极寻求对策。
我们认为综采放顶煤工艺在资源回收环节上存在一些难点, 主要表现以下五个方面:①两道顶煤无法回收;②机头、机尾过渡架上网段丢失顶煤;③放煤工责任心不强造成放煤不净;④初、末采时丢煤等;⑤后溜老塘空间丢煤等。对此, 我们制定了3条规定:
(1) 安排专职放煤工, 每班放煤都必须由班队长验收后方可停止放煤。
(2) 严格按照规程执行, 保证放煤见矸率达到50%的要求。
(3) 针对后溜采空区空间丢煤, 采取设计后溜放煤体, 解决老塘丢煤难题。
通过增加后溜放煤体减少了老塘丢煤, 减轻了老塘防灭火的威胁, 减少了防灭火的成本;提高了工作面回采率, 使工作面的回采率保证在95%以上, 增加了原煤采出, 增长了经济效益。
5 效果与推广前景
7120工作面护巷煤柱在压力大、断层落差大、工作面间老巷多等复杂条件下, 充分探索了复杂条件下护巷煤柱的高效回采技术, 通过综合应用过老巷、大小面对接、缩面、跳采等一系列回采工艺, 成功对7120工作面实现了安全高效, 回采原煤产量23万吨, 回采率达到90%以上, 新增利润10258万元, 为以后煤柱回采提供了一套科学的管理经验。
复杂条件下煤柱回采技术应用研究 篇2
1工作面概况
该工作面位于十矿向斜轴部及附近, 地质条件极其复杂, 回采区域内老巷达28条, 落差大于1 m的断层6条, 且工作面为采区煤柱, 为煤柱工作面, 老巷位置复杂多变。由于工作面的应力比较集中, 压力大, 两巷憋帮、底鼓现象严重, 采面易片帮。当采面推进48 m时, 由于工作面两巷沿煤层顶板掘进形成运输巷标高高于回风巷, 造成采面输送机上山运输, 负荷增大; 加上工作面内分布多条位于采排上部、下部、平行、斜交的区段老巷, 老巷支护形式有梯形棚支护、U型钢拱形支护、锚喷支护等, 支护形式复杂多样, 且老巷内存在有毒有害气体等, 顶板老巷交叉点地段顶板极其破碎, 严重制约工作面安全高效回采。
2过老巷技术措施
通过分析多种老巷存在形式, 针对不同层位的过老巷制订相应安全技术措施。通过工作面调斜, 调整工作面与水平老巷的夹角, 探索出最佳夹角为15° ~ 30°。提前探明下分层老巷的垮落情况, 并采取注浆等技术充填老巷, 预防坠架事故。工作面老巷位置如图1所示, 回采区域部分巷道情况见表1。
该工作面回采中, 揭露老巷按工作面与老巷的位置关系分为与工作面平行、垂直、斜交的老巷, 其中有平行于工作面的老巷16条, 垂直于工作面的老巷6条, 斜交于工作面的老巷5条。按采排与老巷的层位关系可分为上部老巷、下部老巷、采排直接揭露的老巷, 其中位于采面上方的老巷8条, 位于采排下方的老巷6条, 与采排直接揭露的老巷24条。按支护形式分为U型钢支护、梯形棚支护、锚网支护、 锚喷支护巷道。其中老巷属U型钢支护巷道17条, 梯形棚支护4条, 锚网支护4条, 锚喷支护1条。
通过调整工作面超前距来合理调节工作面与老巷夹角, 为减少老巷在工作面内的暴露范围, 保持工作面与老巷有15° ~ 30°的夹角, 防止上部老巷处的顶板大面积垮落。尤其是老巷交叉点处的顶板控制, 采取及时移架打探板支护和提前注浆加固顶板等方案, 使该工作面过上部老巷时未出现顶板大面积垮落及顶板事故。己二煤柱下工作面调整情况如图2所示。
通过采排下部老巷时, 为了预防工作面过老巷地段顶板事故及过采排下部老巷的预防坠架事故, 采取对底板老巷存在空隙进行注浆填充措施, 及时调整老巷与采面夹角, 实现了安全回采[4,5,6,7,8]。
3煤柱矿压管理
由于该工作面为煤柱工作面, 两巷矿山压力较大, 造成工作面两巷变形严重, 憋帮、底鼓现象频发, 为有效减少矿山压力显现, 确保安全快速回采, 通过对煤柱工作面的压力分布进行分析, 找出压力控制的薄弱环节进行加固[9,10,11]。
研究在复杂条件下煤柱工作面两巷应力集中且位于十矿向斜轴附近的工作面力学模型 ( 图3) , 提前采取相应的顶板支护方式加强矿山压力管理, 减小巷道变形量。通过推广应用铁柱鞋, 增加超前支护段的支护距离等, 有效减少顶板下沉量及单体液压支柱钻底量等问题, 取得了良好的支护效果。结合该工作面地质条件, 分析煤柱矿山压力分布规律, 提前加强支护, 并利用废旧U型钢和管子加工铁柱鞋 ( 图4) 以减小单体支柱的钻地量, 达到了良好的支护效果。
4瓦斯管理
该工作面为俯斜开采工作面, 工作面老巷较多, 回风巷标高低于运输巷标高的情况下, 工作面回风巷超前运输巷形成锐角通风, 且回风巷位置较低, 不利于上隅角瓦斯的管理。为防止工作面出现瓦斯事故, 通过加强落实上隅角瓦斯管理, 机头采取做超前缺口、吊挂机头挡风帘等措施, 推广使用上隅角瓦斯稀释器, 采面机尾增设一道架间导风帘, 形成双道导风帘, 以便主机通过机尾需去掉机尾导风帘时, 有效控制上隅角瓦斯, 以取得良好效果。
瓦斯稀释器的基本原理是“孔达效应” ( 图5) , 以压缩空气作为能源, 压缩空气进入一个径向的环形空间, 而这个特殊的设计环形空间能使压缩空气得到膨胀, 同时使流速提高[12,13,14,15]。所以, 在此作用下可产生低压和负压而进入设备的空腔。这样, 压缩空气和诱导吸进的气体混合之后在增压管内扩散, 然后以高速喷射出去。诱导进入的气体可以达到超过17倍的压缩空气体积。由负压而产生的高速气流轨迹是以层状状态流动的。
( 1) 采面上、下隅角采空区侧用编织袋装碎煤 ( 或不燃性材料) 充填进行封堵, 编织袋层与层必须压茬垛设, 上隅角编织袋墙与末架侧护板后柱间必须呈20° ~ 40°角构筑。随着支架前移及时封堵, 及时用黄泥抹缝, 封闭严密, 不出现漏风空洞和瓦斯溢出。
( 2) 处理上隅角封堵墙时, 不得拆除原有的封堵墙, 应重新构建一道封堵墙, 机尾移架和封堵上隅角时, 上隅角必须悬挂导风帘。同时主机要放慢割煤速度或暂时停机, 以减少工作面瓦斯涌出参与。
( 3) 机尾拉架、移刮板机期间瓦检员现场监督, 防止上隅角封堵墙倒塌, 并实测上隅角瓦斯浓度。 如有异常增大趋势时, 停止机尾人员工作, 并向调度室、瓦斯调度汇报, 待查明、处理瓦斯至符合规定后, 方允许人员进场作业, 现场工作人员必须听从瓦检员指挥。
( 4) 运输巷端头从运输巷下帮开始沿支架立柱向上悬挂一道挡风障, 风障要挡严第一架至运输巷下帮全断面, 并拐至运输巷不少于3 m, 总长度不小于15 m; 从机尾第4架煤墙侧0. 4 m向上至回风巷上帮0. 4 m处斜挂一道导风障, 导风障的角度根据现场情况悬挂。工作面生产期间上隅角导风障必须保证正常使用, 确保吹散末架侧护板与上隅角封闭墙处积聚的瓦斯, 主机过机头、机尾和移架改柱时, 注意不要损坏风障, 过机尾可临时去除, 过后必须迅速恢复。
( 5) 机尾架间导风帘, 除迎风端可以连接到刮板机挡煤板处外, 其他边沿必须连接到支架立柱上, 上接顶、下接底, 出风侧必须自末架右边立柱拉向架窝距侧护板200 mm固定牢固, 防止此处瓦斯积聚。
( 6) 架间导风帘移动不得与机尾导风帘同时移动, 应在主机过机尾时, 可以临时撤除机尾导风帘, 但架间导风帘不得一同撤除; 割煤机自机尾下返后, 必须立即恢复机尾导风设施; 拉架时, 对需移支架进行洒水后, 方可撤除架间导风帘, 移架后必须及时恢复。
5结语
回采樊窑村庄煤柱的条带设计研究 篇3
樊窑村庄的煤层采厚为5 m;倾角为7°;采深分为两部分170～220 m, 220～320 m;平均采深分别为195 m, 270 m。
2 采留宽的确定
2.1 经验方法
为使地面不出现波浪式下沉盆地, 在进行条带开采时, 采出条带宽度应遵循以下原则[1]:
式中, b为采出条带宽度, m;H为开采深度, m。
为安全起见, 一般采用工作面上边界采深。根据以上原则, 结合设计采区的开采深度确定开采宽度。
由于煤层开采深度在170～220 m, 220～320 m之间, 因此, 采宽在整个范围内必须是变化的, 分别计算条带采宽的极限值如表1所示。
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2.2 压力拱理论
压力拱理论认为[2], 由于采空区上方压力拱的形成, 上覆岩层的负载只有很少一部分作用到直接顶板上, 其它部分的覆岩重量会向采面两侧的实体煤区 (拱脚) 转换, 如图1所示。压力拱的内宽LPA主要受上覆岩层厚度即采深H的影响, 压力拱的外宽LPB则受覆岩内部组合结构的影响。总结出如下公式:
如果采宽小于压力拱的内宽LPA, 则负载分布会变得很复杂, 即一个拱脚在边侧实体煤上, 另一个拱脚在采空区上, 此时压力拱不稳定, 可能崩溃并伴随大量的覆岩沉陷。若用“部分开采”方法控制地表沉陷, 则煤柱宽度应大于0.75 LPA, 两开采条带煤柱之间的开采宽度应小于LPA。其计算结果如表2所示。
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2.3 三向应力法 (AH威尔逊法)
按三向应力计算保留条带煤柱时, 煤柱每一侧的屈服宽度y为:
式中, m为采厚, m;H为采深, m。
根据实测保留煤柱的宽度a应大于承载宽度S。
其计算结果如表3所示。
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2.4 采留宽的确定
经过反复计算得出:
工作面开采煤层埋深为170～220 m的阶段内:
工作面开采煤层埋深为220～320 m的阶段内:
3 煤柱稳定性验算
3.1 安全系数验算
保留条带煤柱按其形状可分为长煤柱和矩形煤柱, 长煤柱是沿走向或倾向所留设的完整煤柱, 矩形煤柱是指在长煤柱中开有巷道, 将煤柱切割成矩形。由于条带煤柱长度比较大, 故按长煤柱计算, 根据设计区域的实际地质采矿条件, 则煤柱的极限承载能力F长极为:
式中, γ为上覆岩层i平均体积力, N/m3。
留设煤柱的实际载荷值N长实为:
则煤柱稳定性安全系数K长:
条带设计的方案均应该满足煤柱稳定性安全系数大于1.5的技术要求[3]。其计算结果如表4所示。
3.2 煤柱宽高比验算
煤层平均厚度为5 m, 保留条带煤柱宽度如表4所示, 计算条带煤柱宽高比均应大于5的技术要求。
3.3 煤柱核区验算
条带煤柱屈服带宽度X0和条带煤柱核区宽度L0分别为:
式中, 条带煤柱核区率均应满足大于55%的技术要求。其计算结果如表4所示。
3.4 验算采出率
条带开采设计回采率ρ按下式计算:
平均采出率应该尽量的大[4]。其计算结果如表4所示。
3.5 验算结果
综合上述各项计算分析, 最后得出条带开采的各项验算结果如表4所示。
4 结论
根据樊窑村庄煤柱的基本情况将采深分为两个部分, 分别为170～220 m, 220～320 m。计算出第一部分的采留宽分别为40 m, 40 m;第二部分的采留宽分别为45 m, 45 m。第一部分的验算结果宽高比为8, 安全系数为1.92, 核区率为76.1%;第二部分的验算结果宽高比为9, 安全系数为1.83, 核区率为70.6%。采出率都为50%。
参考文献
[1]何国清, 杨伦, 等.矿山开采沉陷学[M].徐州:中国矿业大学出版社, 1991
[2]郭文兵, 邓喀中, 邹友峰, 等.条带开采的非线性理论研究及应用[M].徐州:中国矿业大学出版社, 2005
[3]郭文兵, 柴华彬.煤矿开采损害与保护[M].北京:煤炭工业出版社, 2008
回采煤柱 篇4
1 工作面概况
412盘区14#层81204工作面的走向长度为748 m, 倾向长度为84 m;上覆为罗家辛窑破坏区, 东部为南郊区高山煤矿, 南邻14#层412盘81202工作面 (正在开拓) , 西邻14#层412盘区巷, 北邻14#层412盘81206工作面 (已采) 。皮带巷342 m和634 m处各有一条与切巷成38°夹角的同层空巷, 这两条空巷因14#81206工作面上覆的窑煤柱因遭到压力破坏而成为了废弃的顺槽巷, 其工作面层间对照情况如图1所示。
2 回采期间施工工艺
2.1 空巷预先加固
预先加固的目的就是将空巷在强烈采动和在上覆小窑采空煤柱压力下的巷道变形量控制在一定范围内, 确保工作面与空巷能直接贯通, 而不致巷道发生塌落、冒顶情况。
该巷道的原始支护方式为锚杆+锚索联合支护。在距空巷口200 m时, 启封空巷, 排净有害气体后, 对空巷进行提前支护。设计采用的是钢绞线吊挂三眼11#工字钢梁加固支护。巷道原有的支护方式和加固后的支护方式如图3所示。
2.2 工作面调斜
按现有条件分析, 空巷与切巷成38°夹角, 每刀将揭露空巷6~8 m, 使4~6个支架暴露在空巷中, 再加上工作面上覆为小窑煤柱压力区, 一旦产生漏冒现象, 就会使推动速度减小, 进而使漏冒范围扩大, 这会对生产工作造成极其严重的影响。所以不宜采用“正过”方式, 而要对工作面提前予以调整, 减小空巷在推动空间内所占的面积, 做到分片、分时治理, 使工作面有序通过。
工作面在接近联络巷之前 (提前20 m) , 要将工作面最大限度地调斜 (切巷调整为8°, 头比尾多进10 m, 切巷达到84.7 m) , 使工作面与空巷的交集达到最小。工作面每均匀地推进一刀, 就有3~4个支架与空巷沟通。
2.3 优化工序组织
根据综采工作面两巷超前段压力较大的特点, 从整体上来看, 需采用“伪斜调剂, 逐段经由”的技巧。工作面在皮带巷首先揭露空巷, 并采用“两端快速经由过程、中心整体调剂”的思路, 集中气力, 对工作面头段进行短插刀快速经由过程 (在揭露期间, 机组在头部40 m范围内来回推进, 不割通整面) , 之后经由过程中部段, 最后机尾短刀快速经由过程。采用这一技巧能很好地缓解高应力、大压力造成的顶板控制上的被动性, 抑制了支架的大幅下缩和顶板下沉的现象。
2.4 矿压观测
矿压观测是过空巷的一项基础工作, 观测内容包含贯通前和通过过程中的空巷顶板和巷帮位移情况。空巷斜长136 m, 布置测点5个, 分别是皮带巷交叉点 (1#) 、30 m (2#) 、70 m (3#) 、100 m (4#) 、运料巷交叉点 (5#) 。贯通前20 m范围内分五次对5个测点进行观测, 具体观测数据如表1所示。
贯通过程中分五次对5个测点进行观测, 具体观测数据如表2所示。
2.5 支护强度分析
第一条空巷通过后, 我们组织相关人员对工作进行了总结, 重点对支护强度进项进行了分析: (1) 通过矿压观测发现第一条空巷的支护强度偏大, 因此, 要对第二条空巷的支护作出调整——将钢梁由三眼改为两眼, 间距由1.7 m改为2.5 m; (2) 工作面推至距空巷70 m前, 应完成加固工作。
3 经济效益
经济效益有: (1) 多采原煤7.1×104 t, 降低了因空巷破坏地质而造成的储量损失; (2) 了解了空巷的支护强度, 减少了支护材料成本和人工费用。
4 结束语
随着煤矿的开采, 煤层深度的逐渐增加, 上覆小窑、煤层构造和同层空巷对工作面上的作业带来了很多困难, 并形成了一些安全隐患。该工作面利用提前加固、调斜开采等工艺, 成功地回采出了复杂地质条件下的空巷间煤柱, 为今后类似巷道的加固提供了重要的支护参数数据, 因此具有重要的推广价值。它以最安全、经济的方法避免了工作面造成的空巷垮塌事故, 保证了回采的顺利进行, 同时, 还有效提高了煤炭资源的回收率, 延长了矿井的寿命。
摘要：同煤集团四台矿14#层81204工作面对新工艺回收空巷间煤柱技术的应用, 降低了复杂地质条件和同层空巷对回采工作的影响, 提高了煤炭资源的回收率, 延长了工作面的服务时间, 增加了员工工作环境的安全系数, 缓解了工作衔接时间紧张的局面。通过对复杂地质条件下的同层空巷技术进行分析, 为类似工作面的生产提供一些借鉴。
回采煤柱 篇5
百善煤矿自1977年建井投产以来已开采了35 a, 矿井剩余可采块段基本为综采残留煤柱及断层、采准巷道、大巷、工广保护煤柱等。据计算, 该矿采区及大巷保护煤柱储量约218.4万t, 占剩余地质储量的27.5%, 但受地质构造、已有巷道等条件限制, 此类工作面回采巷道布置、回采工艺及方法选择面窄, 工作面推进连续性、推进度大受影响, 早年为采区准备巷道系统留设的保护煤柱是近几年回收开采的重点, 采区上山与采区车场巷道关系、综采面收作位置、地质构造、矿压显现等因素都致使工作面设计及采掘作业复杂化, 64北部采区煤柱工作面为百善煤矿首个回收采区系统的工作面, 本着对煤炭资源能采尽采、精采细采的回收原则, 通过老资料收集分析、优化设计, 积极应对采掘中遇到的关键问题, 完成了64北部采区煤柱的回收, 也为矿井其他类似条件工作面的回收提供了技术及施工现场的经验。
2 64北部采区煤柱工作面地质概况
百善煤矿64北部采区煤柱工作面位于六煤四采区北部, 浅部位于防水煤柱内。东南部为6415工作面以及6414、6413、6412采空区;西北部以64北部皮带机巷为界, 临近6410采空区。工作面地质综合柱状如图1所示。工作面范围内煤层赋存总体稳定, 煤层底板赋存标高-105.4～-196.2 m。百善矿主体向斜从工作面中部穿过。煤层厚度大部分在2.6～3.3 m, 一般煤厚3.0 m。煤层倾角5°～13°, 可采面积39 780 m2。地质储量11.9万t, 可采储量11.46万t。该工作面内F649-3、F6410-2、F6410-1三条正断层预计将从机巷揭露贯穿整个工作面, 对回采影响较大, 如表1所示。
工作面范围内松散层一、二含水层因有分布稳定、隔水性能良好, 而“三含”普遍发育, 据附近水文孔抽水试验确定为一中等含水层, 但其下部有分布稳定在5.0～13.1 m的“三隔”阻隔, 只要在工作面回采中冒落裂隙带的发育高度不破坏“三隔”, 就不会对工作面造成威胁。
3 工作面设计说明
3.1 巷道布置
3.1.1 总体思路及机巷、切眼的选取
该工作面浅部 (东北部) 处于防水煤柱内, 设计回采上限煤层顶板标高-103.0 m, 工作面范围受20 m基岩等厚线控制, 东南部为6411、6412、6413、6414、6415采空区, 西南部为北大巷保护煤柱范围, 西北部为6410综采面采空区, 64北部采区为双煤层上山单翼准备方式。根据以上周围环境条件限制, 本着少掘新联巷集约布置的原则, 将工作面内划分为4个小块段, 北大巷及6412采空区毗邻的块段为块段I, 6413、6414、6415采空区西北侧依次为块段II、块段III、块段IV;利用64北部采区运输上山作为工作面机巷, 机巷为所有小块段服务;原采区上部车场 (即6415风联) 为开切眼, 但块段I范围内存在F6410-2断层落差达到3.5 m, 受炮采工艺限制和考虑到煤质效益及顶板管理的安全, 决定在此断层下盘侧跟6煤顶板新掘切眼I, 后期由此跳压开采。
3.1.2 风巷布置
由于东南部各老空区收作位置不规则, 风巷分为4段布置 (编号为风巷I～风巷IV) 。最里侧的风巷IV利用采区收尾面6415沿空留巷, 省去200 m掘进量;掘进首先施工风巷Ⅲ, 从6414机巷拨门施工贯通6415机巷;风巷Ⅱ从6414机巷拨门施工贯通6413机巷;最后施工最外段风巷Ⅰ, 从6413机巷施工贯通6412风巷。所有风巷均为跟6煤层直接顶沿空 (留设1 m窄煤柱) 掘进, 方位选取均依据各块段收作线位置计算得出。工作面巷道布置如图2所示。
3.2 支护形式选取
据该矿一水平开采实际资料6煤层直接顶板为泥岩, 粉砂岩为不稳定～中等稳定顶板 (即Ⅰ类Ⅰ级或Ⅱ类Ⅰ级) , 结合临近工作面经验, 选择巷道支护形式为矿用11#工字钢架梯形断面;回采方面, 工作面作为孤岛煤柱受集中支承压力影响, 再根据煤层顶和底板岩性及煤层厚度选用ZH2600/22/32Z型整体顶梁组合悬移液压支架, 采用经验公式计算工作面支护强度0.31 MPa, 悬移液压支架配备4根支柱时支护强度为0.73 MPa, 远大于工作面最大来压强度, 所以支架支护强度满足要求;由于工作面形状不规则, 在工作面机头段和机尾段及最后回采的块段I (受跳压开采及构造影响) , 这些区域内选用传统的DZ-28型单体液压支柱配合HDJA-1200型金属铰接顶梁支护, 排距1.2 m, 柱距0.5 m。
3.3 回采工艺及主要生产系统
工作面正常情况下跟直接顶回采, 采高控制在2.4～3.0 m范围内, 循环进度0.8 m。根据现场顶底板、煤质等实际情况, 炮眼深度为0.9～1.0 m, 落煤方式为爆破与手镐、风镐落煤相结合, 采空区采用全部跨落法处理。工作面原煤经切眼刮板输送机直接流入64北部采区运输上山, 再进入采区煤仓;辅助运输仍选用64北部采区轨道上山绞车运输;通风系统采用U型通风、各块段风巷进风、采区运输上山回风。
4 工作面回采中的关键问题探讨
4.1 工作面过采区车场及绕道联巷
回采工作面过前方煤层巷道安全技术措施比较成熟, 在此主要分析半煤岩老巷的通过方法。以6415回风绕道为例:6415回风绕道为工作面开切眼前方一底板联巷 (半煤岩) , 因为工作面回采必须坚持跟直接顶, 这就造成工作面下部存在“底空”, 无法使用支护物、设备和行人, 所以在此绕道内部提前采取变更支护措施:巷道全岩段装设木垛 (十字压花型) , 将巷道顶底板接实;半煤岩段先按正常套棚程序使用单体支柱和木料将原工字钢棚替掉, 够一个木垛宽度后沿煤层底板装设木垛, 再使用木腿将单体支柱替掉, 最上一层木料不得高于煤层底板, 以免造成回采面刮板机无法通过。所有木垛首尾相接, 并用耙钉连接牢固, 木垛顶层木料顺巷道方向架设, 顶层用木料铺严密, 内部用碎煤、矸将木垛内填满充实。全煤段用DZ-28液压单体配合HDJA-1200型铰接顶梁正常架设, 回风绕道支护形式如图3所示。
工作面“过河”时, 为降低底板比压, 确保支柱初撑力, 应在此段底板下底梁 (底梁为2.0 m长方木料) , 顺工作面方向设置, 此段所有单体支设时, 应确保支柱支设在底梁上, 保证支护质量, 抵车时, 注意观察煤帮底梁, 如若妨碍抵车, 应适当提防止底梁损坏刮板机溜槽;若木垛妨碍推进时, 可将揭露的木垛拆除;“过河”期间支护上要做到“四及时”:放炮后及时挂梁、及时打临时支柱、及时背帮、 (局部漏顶后) 及时封堵。
4.2 工作面调向开采
由于采区内前期各综采块段收作位置受某些原因影响未能形成一条直线, 所以煤柱的风巷形成“锯齿”状, 这造成工作面不能一直沿原设计推进方向回采, 而是要在合理的时间点进行“调向”, 即先回采风巷侧, 采至与下一小块段风巷交接后再“调”回原推进方向继续开采。以工作面回采至块段II调向为例:设计将风巷ⅡC6点后30 m、运输上山P11点前15 m连线位置作为原工作面停采位置, 首先提前对风巷ⅡC6点至点后30 m范围内巷道进行支护安装作为新切眼;当原工作面推至设计停采位置后沿空留巷作为新工作面的机巷 (已存在刮板机) , 而风巷II剩余沿空段作为新的开切眼朝采区上山推进, 推至距采区轨道上山10 m处停采, 调向开采完毕, 调向开采如图4所示。
4.3 其他相关问题
迎回采留窄煤柱沿空掘巷支护实践 篇6
沿空掘巷相比传统的留厚煤柱巷道掘进,因其可以提高煤矿采区回采率,避开上区段采空区侧向支撑压力而越来越受到工程技术人员重视。近年来随着我国支护技术改革,高预应力锚杆、锚索在巷道支护中的使用,沿空掘巷在我国煤矿采区回采巷道掘进中已应用越来越广泛。棋盘井煤矿I010903回风顺槽布置在I010902综采工作面胶运顺槽采空区侧,与胶运顺槽间隔5m。I010902工作面回采后,老顶跨落,老顶一端由实体煤支撑,一端由采空区跨落矸石支撑,留窄煤柱沿空掘巷正是在这种老顶大结构的支撑保护下进行巷道掘进。因老顶大结构的支撑保护作用,掘进巷道围岩应力低,在采取了合理的锚网索联合支护后,巷道能满足I010903综采回采时通风与行人要求。
2 生产地质条件
现棋盘井煤矿主要回采9号煤,I010903回风顺槽巷道沿煤层顶板布置。煤层老顶岩性中、粗粒砂岩,厚1.4-6.12m,中厚层状,较坚硬。煤层直接顶为泥岩,厚1.36-10.86m,裂隙发育,含少量完整植物化石,半坚硬。煤层直接底为砂质泥岩,1.75-2.31m,有裂隙,岩层破碎。
3 窄煤柱宽度确定和沿空巷道支护参数
根据Ⅰ010903回风顺槽的实际生产地质条件,综合采用FLAC3D数值模拟和同一矿区相邻煤矿工程类比计算方法,最终确定Ⅰ010903回风顺槽沿空掘巷窄煤柱的宽度为5m。
Ⅰ010903回风顺槽沿空巷道分为综采工作面超前外实体煤掘进段(AB段)和留5m窄煤柱沿空掘进(BC段),如图1所示。实体煤掘进巷道从巷道开掘至报废需受本巷道掘进影响、Ⅰ010902工作面采动影响、Ⅰ010903工作面采动影响;沿空掘巷段在Ⅰ010902工作面回采推进后掘进,经历本顺槽掘巷影响、Ⅰ010902工作面侧向支撑压力影响、Ⅰ010903工作面采动影响。迎采动面沿空掘巷要经历Ⅰ010902工作面全过程动压影响,巷道变形剧烈,维护困难。
根据I010903回风顺槽巷道地质条件,采用动态系统设计方法设计支护参数。类比本矿其他巷道中的支护参数,提出支护参数上必须安全可靠,材料选择上通用、方便,经济上支护合理、降低支护成本。
4 沿空巷道维护状况
沿空巷道AB段在迎采期间,Ⅰ010903工作面回风顺槽先后经历Ⅰ010902工作面超前支承应力和侧向支撑应力的影响,但巷道顶板仍较完整,变形量控制在允许范围内。巷道变形有如下规律:
(1)在上区段Ⅰ010902工作面不断回采过程中,Ⅰ010903回风顺槽顶底板变形以底鼓为主,底鼓量在0.5米左右,对生产基本没影响。两帮移近量中5m窄煤柱鼓帮量大于实体煤侧鼓帮量,两帮鼓帮量都在可控范围内,巷道的顶底板移近量普遍大于两帮移近量。
(2)Ⅰ010903回风顺槽在Ⅰ010902回采工作面后方采空区时的变形量明显大于超前影响时的变形量,约占总变形量的70%,说明Ⅰ010902回采工作面后方上覆岩层活动对Ⅰ010903回风顺槽的影响要大于Ⅰ010902工作面回采引起的超前支撑压力的影响。
(3)Ⅰ010903工作面正常回采过程中,Ⅰ010903回风顺槽在变化剧烈的超前工作面30m范围内,巷道平均高度为2.5m,平均宽度为4.5m,出现底鼓现象,但5m的窄煤柱仍较稳定,未出现大面积片帮以及锚杆失效等现象,适当起底后能够满足回风和行人等服务要求。
5 经济效益及应用分析
I010903回风顺槽沿空掘巷依据棋盘井煤矿巷道生产地质资料,采用理论分析、数值计算、现场试验等方法研究了本地区煤巷围岩稳定性、煤巷围岩稳定机理与控制技术,最终确定窄煤柱的宽度和沿空巷道的支护参数,使保护煤柱宽度由原来的20m煤柱减少至5m,无论是从矿井采区回采率提高,还是避开压力峰值,减少井巷维护费用,都产生巨大的经济、技术价值。实践证明,本项沿空掘巷技术在本地区煤炭开采中值得推广使用。
摘要：沿空掘巷相比传统的留厚煤柱巷道掘进,因其可以提高煤矿采区回采率,避开上区段采空区侧向支撑压力而越来越受到工程技术人员重视。因I010902综采工作面回采后,老顶跨落,老顶一端由实体煤支撑,一端由采空区跨落矸石支撑,留窄煤柱沿空掘巷正是在这种老顶大结构的支撑保护下,进行巷道掘进。掘进巷道围岩应力较低,在采取了合理的锚网索联合支护后,巷道能满足I010903综采回采时通风与行人要求。
关键词：窄煤柱,沿空掘巷,巷道,综采工作面
参考文献
[1]杨建辉,蔡美峰.不稳定条件下煤巷锚、网、索梁支护实践[J].煤炭科学技术,2001(08).
回采煤柱 篇7
大庄矿经过40余年的开采, 矿井资源已近枯竭, 战场逐步萎缩, 生产能力受到限制, 产量呈逐年大幅下降趋势。为此, 矿提出了“走老矿收尾新路, 创持续发展业绩”和“精采细收, 惜煤如金”的号召, 对现有资源进行优化组合, 从一定程度上增加原煤产量, 提高煤炭回采率, 降低煤炭生产成本, 延长资源枯竭矿井的服务年限。矿井剩余可采资源主要为采区大巷煤柱及局部残留资源, 由于这些资源分布相对不规则, 在采面布置与回采时要解决过溜煤眼、上下山穿煤层巷道、老巷及薄煤带等问题。为做到精采细收, 走好老矿收尾新路, 实现矿井可持续发展的战略目标, 有必要对矿井大巷煤柱及局部残留资源进行优化布置, 合理开采。为此, 我们对矿井己四采区大巷煤柱跨大巷布置与回采技术进行了研究与实施。
2 跨大巷布置与回采方案研究
矿井己四采区大巷煤柱最宽达220m, 分布形状不规则, 临近停采线、采空区, 煤柱内存在溜煤眼、上下山穿煤层巷道、多条平行斜交老巷、薄煤带等, 回采难度大。加强矿井资源管理, 减少煤炭损失, 提高煤炭回收率, 降低煤炭生产成本, 延长矿井服务年限, 对于资源枯竭矿井来说都有重要的意义。为此, 矿成立了以主要领导为组长的资源管理领导小组, 成立了资源管理办公室, 对矿井现有资源进行了认真的调查研究, 经过反复论证, 将大巷煤柱做为矿井资源开发的开发点。2008年以来, 矿井采煤工作面支护形式均采用整体组合托梁悬移液压支架, 该支架适应性强, 整体性和稳定性好, 支护及时, 安全可靠, 对地质构造复杂、顶板较破碎地段也可正常开采。在回采采区大巷煤柱资源时, 采区大巷已没有了保留价值, 因此, 在布置已四大巷煤柱采面时不再考虑对已四采区大巷进行保护。通过对已四大巷煤柱的地质资料进行认真分析、研究, 方案对比, 决定在回采己四采区大巷煤柱时采用跨大巷及上下山巷道进行布置回采, 即:已四大巷保护煤柱布置一个采面, 在回采这部分资源时, 采区大巷随之报废。考虑到已四大巷保护煤柱最宽处有220m, 布置一个采面采长超长, 不便于安全生产管理, 因此, 利用大巷煤柱两翼巷道在煤柱中间施工一条中机巷, 将一个大面分为两个小面形成对拉采面进行回采。该方案在实施过程中施工巷道少, 万吨掘进率低, 最大限度的对煤柱资源进行回收利用, 避免了资源的丢失, 延长了矿井服务年限, 但在回采过程中要解决采面过溜煤眼、上下山穿煤层巷道、老巷等问题。
3 跨大巷布置与回采方案实施
3.1 过溜煤眼回采
采取提前在溜煤眼内充填老塘矸石, 硬过的方式安全快速过溜煤眼。提前组织人员在己四皮带巷内对已经废弃的溜煤眼放煤口周围20m范围内打木垛加固, 加强对溜煤眼保护工作, 防止溜煤眼提前垮塌。将老塘冒落的矸石找出利用输送机对溜煤眼进行充填, 再将溜煤眼上口用6根废旧道轨“#”字形铺设, 每层3根铺2层, 而后铺设木板、废旧皮带进行掩盖。当工作面回采至溜煤眼上方时, 及时降低采高至2.2~2.3m, 在悬移支架立柱柱鞋下垫方木加强支护强度, 同时加强此段矿压监测。加快工作面推进度, 快速推过溜煤眼, 减少支架在溜煤眼上部的滞留时间。
3.2 过上下山巷道回采
上下山巷道为穿层巷道, 巷道为锚喷支护, 由于受工作面采动影响, 巷道内多处片帮严重, 巷道上半段分别与工作面穿层通过。提前上山中间部位靠上半段打设木垛, 打木垛前先清净巷道内的浮渣、杂物, 水管铁道提前回收, 处理顶帮松动的岩体, 防止打木垛时出现掉矸伤人事故。打木垛时坚持自下而上的顺序, 人员站在上山方向, 防止圆木滚落伤人, 确保后路的安全畅通。采用“#”型方法打设木垛, 打木垛时圆木接合面垫上楔子, 每个木垛打设完毕后均需用大锤将楔子打紧, 并有爪丁将木垛固定, 确保木垛稳固可靠。绞架时巷道底板要清平到实底, 木垛架设至巷道顶部时, 要确保木梁与巷道顶部接触严实、牢固, 回采时工作面沿木垛上部通过。相邻木垛间进行联锁, 搭接长度不小于200mm, 确保木垛的整体稳定性。过上下山巷道时工作面上下5m要适当降低采高, 采高控制在2.1m~2.2m左右, 支架升紧升牢, 过木垛时采用垫双平面木梁, 防止支柱钻底, 以增强支护质量。施工期间坚持超前维护措施, 提前打开翻转梁护顶或超前移架, 支架上方不得出现接顶不实现象, 并加快采面推进速度。
3.3 过老巷回采
3.3.1 过同层位老巷
由于老巷与工作面同层位, 工字钢梯形支护, 巷道受动压影响底鼓严重, 多处帮顶背板压断, 巷道失修严重。提前对老巷进行拉底维修加固, 使用单体液压支柱在工字钢顶梁打设双排点柱加固, 点柱打设在距工字钢梁两端300~400mm处, 并用防倒绳连锁。在回采至老巷附近时, 在原工字钢棚档中间套圆木配单体液压支柱, 将工字钢顶梁替掉。工作面与老巷贯透时及时打开翻转梁托实圆木顶梁, 并及时将工作面侧棚腿去除、外运。移架时, 采用带压移架的方式, 用悬移支架顶梁托紧圆木控制顶板, 及时去掉单体液压支柱并外运。当悬移支架的翻转梁收回紧贴煤壁后, 开始去除老巷煤墙侧腿子, 并及时外运。在过老巷期间, 要加快采面推进速度, 适当降低采高, 严禁空顶或支柱超高使用。
3.3.2 过穿层老巷
在距老巷20m时, 提前对老巷进行打点柱加固, 对穿层段提前打设木垛加固。根据老巷内煤层顶板层位暴露情况, 确定木垛位置, 用圆木打设“#”字型木垛。木垛上下层接触点必须垂直, 木垛要用楔子打紧打牢。沿煤层顶板层位的木梁要沿采面倾斜方向铺设, 每500mm一根。过老巷期间加快采面推进速度, 适当降低采高, 严禁空顶作业。加强过老巷期间的爆破管理, 临近老巷时要坚持多动稿、放小炮的原则。当采面与老巷贯透后, 要及时利用悬移支架翻转梁或单体柱托住木垛, 移架时采用带压移架控制顶板, 托实、托牢木垛。
3.4 过薄煤区回采
利用悬移支架翻转梁超前护顶的优点对薄煤带进行分采分运, 对薄煤带区域范围内煤层进行爆破回采, 爆破后及时打开翻转梁控制顶板, 而后攉煤清理浮煤。工作面通采面回煤结束后, 对薄煤带区域范围内岩石进行爆破回采, 待溜煤眼内原煤放出后, 再对岩石进行外运。爆破岩石作业时采用在支架前柱煤壁侧吊挂废旧皮带对支架进行保护, 同时又减少了爆破后人工攉矸的工作量。对于崩落的大块岩石要掀入老塘, 分采分运期间原煤及矸石的运输由矿调度室合理调配。
4 结论
该项目对于实现资源枯竭矿井跨大巷布置回收采区大巷煤柱提供成功经验, 具有很好的应用推广前景。从一定程度上增加了原煤产量, 提高了煤炭资源回收率, 降低了生产成本, 延长了资源枯竭矿井的服务。对资源枯竭矿井提高企业经济效益, 保持企业的持续、稳定、健康发展具有重要意义。
摘要：大庄矿由于资源枯竭, 矿井已进入收尾阶段, 剩余可采资源主要为采区大巷煤柱及局部残留资源, 为延长资源枯竭矿井服务年限, 需要对采区大巷煤柱进行优化布置, 采取合理的回采方法, 提高煤炭资源回收率, 实现矿井可持续发展。
关键词：采区煤柱,跨大巷布置,回采技术
参考文献
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[3]尧军, 李化敏, 蔡建德.组合顶梁悬移支架在煤柱回采工作面的应用研究[J].有色金属:矿山部分, 2008.